Главная База знаний "Allbest" Производство и технологии Анализ технологий производства стали с низким содержанием серы в кислородном конвертере (на примере ОАО "Северсталь")

Анализ технологий производства стали с низким содержанием серы в кислородном конвертере (на примере ОАО "Северсталь")

Характеристика видов деятельности ОАО "Северсталь". Рассмотрение способов десульфурации чугуна. Этапы расчета электроэнергии на нагрев стали. Особенности разработки мер по обеспечению безопасных условий труда. Анализ печи для переплава карналлита.

Рубрика Производство и технологии
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 14.10.2012
Размер файла 2,0 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Страница:

Таблица. Данная установка включает в себя:

• цистерна для извести, с фильтром пылесборником;

1 шт.

• цистерна для магния;

2 шт.

• инжектор для извести;

2 шт.

• инжектор для магния;

2 компл.

• оборудование для подачи продувочных и измерительных фурм (двигатели, редукторы, конечные выключатели, местные панели управления, табло индикатор температуры и др.) на две двухпозиционные установки десульфурации чугуна;

1компл.

• система подачи азота, шкаф управления системы подачи сыпучих материалов;

1компл.

• система управления производственным процессом;

1компл.

• местные панели управления;

1 компл.

• машина для скачивания шлака;

2 шт.

• машина для отдува шлака;

2 шт.

• сменное оборудование.

Применение комбинированной инжекции позволяет изменять соотношение компонентов (извести и магния) в смеси в пределах минимальных (2:1) и максимальных (3:1) показателей. Количество подаваемых материалов в ковш определяется в зависимости от имеющегося начального, заданного для конкретной марки стали конечного содержания серы в чугуне и массы чугуна в ковше. Каждая установка инжекции снабжается порошковыми реагентами (известь, магний) посредством двух инжекторов. Инжекторы могут поставлять реагенты на любую из двух установок. Обе установки могут работать одновременно в режиме двойного канала. Продолжительность продувки колеблется в пределах 4-7 мин, а расход материалов составляет: известь 4-54 кг/мин, магний 16-20 кг/мин.

Содержание серы в чугуне, температура чугуна определяется на УДЧ при помощи погружной измерительной фурмы.

Для предотвращения процесса ресульфурации образовавшийся шлак, а также имеющийся доменный шлак, в количестве 0,5-1 %, необходимо удалить (скачать). Потери чугуна при скачивании шлака составят 0,5-1,0 % от веса чугуна в ковше. По окончании скачивания шлака процесс десульфурации считается завершенным. В таблице 14 представлены основные показатели плавок обработанных на установке десульфурации чугуна [19].

Таблица 14 - Основные параметры плавок обработанных на УДЧ

Параметр

Значение параметра

min

max

среднее

Содержание серы перед обработкой, %

0,010

0,047

0,02

Содержание серы после обработки, %

0,001

0,010

0,002

Общее время продувки, мин

3

16

6,5

Расход извести, кг/т

0,63

3,11

1,55

Расход магния, кг/т

0,23

0,80

0,49

Температура чугуна до обработки, °С

1324

1458

1405

Снижение температуры, °С

0

29

6,72

Потери чугуна со шлаком, кг/т стали

-

-

4,2

Степень десульфурации, %

40

97

87

Расход магния, кг/кг удаленной серы

1,18

4,94

3,11

Количество скаченного шлака, %

70

95

85

Для десульфурации чугуна в ККЦ ОАО «Северсталь» используются известь, производимая в отделении по производству тонкомолотой псевдоожиженной извести известково-доломитного цеха и гранулированный пассивированный магний. [3]. Характеристики материалов представлены в таблицах 15,16.

Таблица 15 - Характеристики извести для внедоменной десульфурации чугуна

Наименование компонента

Химический состав, массовая доля компонента, %

Оксид кальция, (CaO)

95,5

Оксид кремния, (SiO2)

0-3

Оксид магния, (MgO)

0-3

Сера (S), не более

0,05

П.п.п., не более

2

Гранулометрический состав, %

Фракция 0,075 мм

85

Фракция 0,025 мм

13

Фракция 2 мм

2

Таблица 16 - Характеристики гранулированного магния

Химический состав

Массовая доля компонента, %

Магний

96

Покрытие

4

Крупность:

1,2-0,15 мм

в том числе:

более 1,2 мм

менее 0,15 мм

2 %

0 %

Насыпная плотность

0,88-0,98 г/см3

2.3 Внепечная обработка стали на установке ковш-печь

2.3.1 Назначение агрегата ковш-печь

Обработка стали на установке ковш-печь (УКП) является неотъемлемой частью технологии производства высококачественного металла, обеспечивая увеличение производительности сталеплавильных агрегатов, экономию энергетических и материальных затрат, включая электроэнергию, электроды, огнеупорные материалы и ферросплавы, повышение степени рафинирования стали от вредных примесей, гомогенизацию и стабилизацию металла по температуре и химическому составу, способствует расширению сортамента стали [20].

В современной металлургии ковш-печь - это агрегат, наиболее рационально обеспечивающий возможность гибкого управления процессом формирования физико-химического состояния расплава для достижения поставленной цели - получение высококачественной стали с заданным химическим составом и свойствами [21].

По характеру решаемых задач можно выделить два технологических режима работы УПК:

1. доводка стали по химическому составу и температуре для дальнейшей разливки на МНЛЗ;

2. десульфурация стали специально подготовленным, белым глубоко раскисленным шлаком.

Агрегат ковш-печь позволяет осуществлять следующие операции:

- снижение содержания серы до необходимого уровня;

- производить сталь с содержанием легирующих элементов в заданном узком пределе;

- осуществлять отдачу металла на разливку в заданном интервале температур;

- обрабатывать сталь активными элементами с максимальным и стабильным усвоением;

- усреднять металл в ковше по температуре и химическому составу;

- в случае работы с МНЛЗ агрегат ковш-печь является буферной емкостью, позволяющей подавать металл строго в необходимое время при серийной разливке стали;

- в случае выпуска металла с превышением химического состава по вредным примесям за счет разбавления чистым металлом другой плавки исключить брак металла по химическому составу [21].

2.3.2 Технология десульфурации стали на УКП

Десульфурация стали при внепечной обработке на УКП является одной из важных технологических операций. Успешное протекание процесса десульфурации обеспечивается наводкой рафинировочного шлака оптимального химического состава, длительностью перемешивания металла со шлаком инертным газом, ранним формированием рафинировочного шлака оптимальной окисленностью металла, обеспечивающей содержание оксида железа (FeO) в шлаке менее 0,5 %.

Глубокая десульфурация металла - это одно из достоинств его обработки на УКП. По физико-химической сущности этот процесс аналогичен процессу десульфурации металла с помощью жидкого синтетического шлака. Для определения главного параметра рассматриваемого процесса, которым является количество шлака, подлежащего наводке в ковше, чтобы добиться требуемой степени десульфурации металла, для случая, когда во время выпуска плавки конвертерный шлак попадает в ковш в пренебрежительно малом количестве, можно воспользоваться формулой [21]:

, (2)

где gшл - требуемое количество шлака, которое необходимо наводить в ковше, чтобы снизить содержание серы в металле от начального содержания ее [S]н до конечного [S]к, кг/100 кг металла (%);

LS - коэффициент распределения серы между шлаком и металлом;

(S)н - начальное содержание серы в наводимом шлаке, вызванное содержанием ее в исходных шлакообразующих материалах (в основном извести), %.

Величина прежде всего зависит от химсостава шлака и, как показывали исследования на УПК ККЦ ОАО «Северсталь», может изменяться от 10-20 до 100-110. Максимальные значения относятся к случаям получения белого шлака с основностью около 3,7-4,5 и содержанием FeO менее 1 %. В качестве основных шлакообразующих материалов обычно используют известь и плавиковый шпат в соотношении 4:1. Глубокое раскисление шлака достигается с помощью присадки дроби алюминия.

Подача шлакообразующих материалов в ковш осуществляется в два приема: при выпуске металла из конвертера в ковш и во время обработки его на УПК. Наведение шлака во время выпуска плавки осуществляется, прежде всего, с целью обеспечения нормального режима нагрева металла на УПК с самого начала обработки: чтобы концы электродов были погружены в шлак, имеющий толщину слоя не мене 150 мм [21].

Для обеспечения содержания серы в металле в конце обработки его на УПК менее 0,005 % (степень десульфурации не менее 80 %) требуется обеспечивать, во-первых, получение шлака с высокой серопоглотительной способностью (LS более 100), во-вторых, наведение такого шлака в количестве не менее 4-5 % (40-50 кг/т).

Для получения [S]к не более 0,010-0,015 % (при степени десульфурации около 50 %) достаточно наведение шлака в количестве 1,0-2,0 % (10-20 кг/т), что вполне возможно при существующей вместимости ковшей, но не с новой футеровкой.

При правильном использовании имеющегося мощного электродугового нагрева и возможности присадки алюминиевой дроби получение «белого» шлака, обладающего высокой серопоглотительной способностью, не представляет большой сложности [20].

На практике первоначально была успешно освоена технология десульфурации полуспокойных и спокойных кремнийсодержащих сталей, а также низколегированных сталей, в том числе и для производства трубопроводов большого диаметра. Этому способствует достаточно глубокое раскисление этих сталей на выпуске из конвертера. В таблице 17 представлены технологические показатели обработки опытных плавок разных марок стали.

Значительно труднее добиться высоких показателей десульфурации при обработке низкоуглеродистых марок стали (типа 08Ю или 08пс). Данные таблицы подтверждают, что на удаление около 50 % серы при обработке низкоуглеродистых сталей затрачивается примерно в 1,5 раза больше времени. Связано это, в первую очередь, с фактически отсутствием в такой стали кремния (его содержание не должно превышать 0,03 %, а в отдельных марках - и 0,02 %), который снижает активность кислорода в стали, способствуя тем самым более быстрому переходу серы из металла в шлак [21].

На практике практически невозможно избежать попадания конвертерного шлака в сталеразливочный ковш на выпуске, что неизбежно существенно сказывается на составе ковшевого шлака в начале обработки на УПК. Причем, состав ковшевых шлаков плавок низкоуглеродистых сталей наименее благоприятен для проведения десульфурации, по сравнению с другими марками, так как содержание FeO в них достигает 10-15 %, а иногда и выше, согласно таблице 18.

Наименьшую окисленность имеют ковшевые шлаки трубных марок стали. Как правило, на выпуске металла из конвертера производится раскисление-легирование алюминием с расходом не менее 1,4 кг/т, ферросплавами - не менее 16 кг/т и в ковш присаживается 8,0-12,0 кг/т ТШС. Ближе к окончанию выпуска плавки из конвертера производится «подрыв» струи металла, ограничивая попадание в ковш конвертерного шлака, но при этом жертвуя выходом годного. Благодаря чему создаются более благоприятные условия для десульфурации на УПК. Однако распространить эту практику на весь объем обрабатываемой стали не представляется возможным [21].

Таблица 17 - Технологические показатели обработки опытных плавок разных марок стали [21]

Группа марок

Значения

Расход материалов под конвертером, кг/т

Продолжительность обработки, мин

Расход материалов для наведения шлака на УПК, кг/т

Содержание серы, %

Степень десульфурации, %

СаО

СаF2

Al

СаО

СаF2

Al

На повалке

В начале обработки на УКП

В готовом

Общая

Конвертер-УПК

УПК-разливка

Низколегированные стали

Мин.

5,5

1,0

0,8

37

1,7

0,1

0,2

0,012

0,009

0,003

26,3

0

22,9

Макс

7,5

1,5

1,5

122

9,4

2,9

0,9

0,050

0,035

0,027

84,0

64,0

74,4

Ср.

5,9

1,3

1,2

62

5,1

5,1

0,3

0,024

0,017

0,009

61,6

26,8

49,8

Низкоуглеродистые стали

Мин.

0

0

0,3

32

1,1

1,1

0

0,015

0,013

0,002

20,0

0

16,7

Макс

8,5

2,6

2,1

269

31,9

31,9

1,5

0,107

0,090

0,032

93,0

39,0

92,0

Сред

5,0

1,3

1,2

87

8,9

8,9

0,6

0,045

0,038

0,015

60,5

18,4

55,1

Таблица 18 - Химический состав ковшевых шлаков на УПК

Группы марок сталей

Момент отбора пробы

Содержание в шлаке, %

Основность (CaO/SiO2)

CaO

SiO2

(FeO+MnO)

Al2O3

MgO

Типа 08пс

До обработки

45,2

14,5

13,0

13,1

10,0

3,2

После обработки

50,8

12,6

4,5

18,5

10,6

4,1

Типа ст3

До обработки

41,7

23,6

4,6

16,5

11,4

1,9

После обработки

47,3

16,4

2,6

18,3

12,2

3,0

Трубные марки

До обработки

52,1

18,6

3,8

13,6

6,8

2,9

После обработки

54,5

15,6

1,4

16,9

9,1

3,5

2.3.3 Рафинировочный шлак и требования, предъявляемые к нему

Многие металлургические предприятия, использующие агрегаты ковш-печь, в качестве рафинировочного шлака используют твердые шлакообразующие смеси (ТШС), состоящие из извести и плавикового шпата (соотношение 70-75 и 30-25 % вес.), разработанные 30-35 лет назад и успешно применяемые для обработки стали на выпуске из сталеплавильного агрегата.

Рафинировочный шлак должен отвечать следующим требованиям:

- состав сыпучих материалов и очередность их подачи должны обеспечивать максимально быстрое формирование жидкоподвижного шлака, так как при серийной разливке стали продолжительность внепечной обработки ограничен временем подачи плавок на МНЛЗ;

- иметь хорошую десульфурирующую способность, то есть обладать высокой сульфидной емкостью;

- обладать хорошими адгезионными свойствами по отношению к имеющимся в стали неметаллическим включениям;

- иметь относительно низкую температуру плавления и теплоемкость;

- иметь минимальную газопроницаемость.

Базовой системой для выбора рационального состава шлака при десульфурации стали, раскисленной алюминием и кремнием, является система CaO - Al2O3 - SiO2. При формировании шлака на основе указанной системы стремятся получить состав, близкий к области двойного насыщения 3CaO•SiO2 и CaO при наличии сульфидной емкости и жидкотекучести [20].

Увеличению жидкотекучести шлака способствует наличие в его составе до 8-10 % MgO, что снижает температуру плавления и вязкость шлака, повышает активность CaO и соответственно коэффициент распределения серы LS между шлаком и металлом. На практике, при низком содержании MgO в шлаке, особенно в случае высокоглиноземистой футеровки в него присаживают магнезитовый порошок до 6-8 % MgO. Оптимальное содержание SiO2 в рафинировочном шлаке с указанной концентрацией MgO составляет 8-10 % [20].

Присутствующий в шлаке Al2O3 оказывает значительное влияние не только на его серопоглотительную способность, но и жидкоподвижность. Для шлака системы CaO-Al2O3-SiO2-MgO высокая жидкоподвижность достигается при отношении основности В, равной CaO/SiO2 к содержанию Al2O3 (B/Al2O3) в пределах 0,25-0,35. При указанном соотношении менее 0,25 снижается серопоглотительная способность шлака.

Равновесный коэффициент распределения серы между шлаком и металлом характеризующий наибольшую степень десульфурации, можно выразить эмпирическим уравнением:

, (3)

где (СаО) и др. - содержание соответствующих оксидов в шлаке;

а0 - активность кислорода в металле;

fS - коэффициент активности серы в металле.

Для обеспечения глубокой десульфурации стали необходимы рафинировочные шлаки с достаточно высокой жидкоподвижностью, что достигается присадкой плавикового шпата. Обычно для ускоренного формирования шлака используют базовую твердую шлаковую смесь (ТШС) извести и плавикового шпата в соотношении 3:1 или 4:1, присаживаемую под струю металла при выпуске его из сталеплавильного агрегата в ковш. При соблюдении рациональных технологических параметров такой кратковременной обработки металла быстро формируется жидкоподвижный шлак с высокой десульфурирующей способностью, обеспечивающий содержание серы в стали на уровне 0,010-0,015 %.

Однако считается, что применение ТШС, обычной используемой на выпуске из сталеплавильного агрегата, для условий ковша-печи неоправданно по экологическим и экономическим соображениям. Однако правильнее ставить вопрос об изменении состава традиционно используемых ТШС, содержащих 20-25 % плавикового шпата, - замене его другими компонентами. Присадка ТШС в период выпуска плавки необходима для ускорения шлакообразования, экономии электроэнергии, более полного использования тепла металла и энергии падающей струи. Это особенно важно при повышенном исходном содержании серы в металле, когда продолжительность обработки на УКП увеличивается по сравнению с циклом разливки стали на УНРС [21].

Поиски замены плавикового шпата в качестве разжижителя высокоосновных рафинировочных шлаков являются актуальными, особенно по экологическим соображениям. Действительно, при относительно длительной обработке стали на УКП (40-50 мин и более) шлак, содержащий CaF2, заметно разрушает дорогостоящую футеровку ковша, особенно шлакового пояса. Кроме того, в зоне электрических дуг СаF2 разлагается с образованием фтористого водорода, отрицательно влияющего на экологию окружающей среды. Поэтому на ряде металлургических предприятий, где используют УКП, для разжижения шлака применяют не плавиковый шпат а более дешевые материалы, например, отходы ферросплавного производства с 72 % Al2O3 и 17 % СаО, шлак алюмотермического производства кремния, содержащего до 20 % Al и до 25 % Al2O3, а также другие материалы [20].

Специальные меры десульфурации на УКП принимают только при выплавке стали с низким содержанием серы (не более 0,005-0,010 %). Согласно экспериментальным данным, для ускорения формирования в ковше высокораскисленного шлака высокой основности расход материалов (известь - не менее 10 кг/т, плавиковый шпат и алюминий - не менее 1,5 кг/т стали) распределяется следующим образом, % общего расхода:

Таблица

На выпуске

На УКП

Известь

45-50

55-50

Плавиковый шпат

55-60

45-40

Алюминий

75-80

25-20

При соблюдении этих условий в ковше формируется шлак с высокой десульфурирующей способностью и необходимой жидкоподвижностью, обеспечивая содержание серы в готовом металле не более 0,007 % при степени десульфурации стали не менее 75 % [20].

3. Расчетная часть

Для того чтобы получить заданное содержание серы (0,01 %) в стали марки 01ЮТ в ККП ОАО «Северсталь», наряду с внедоменной обработкой чугуна на установке десульфурации, проводят дополнительное обессеривание стали на выпуске перед разливкой на УКП.

Для сталей, раскисленных алюминием, целесообразно использовать рафинировочный шлак следующего состава, %

Таблица 19 - Состав рафинировочного шлака, %

Наименование компонента

СаО

SiO2

Al2O3

MgO

(FeO + MnO)

Содержание, %

56 - 62

6 - 10

20-25

6-8

1-2

Для сталей, с низким содержанием серы (не более 0,005 - 0,010 %) при десульфурации стали на установке ковш-печь принимают особые меры. Для ускорения формирования в ковше высокораскисленного шлака высокой основности расход материалов распределяется следующим образом, % общего расхода:

Таблица

На выпуске

На УКП

Известь

45-50

55-50

Плавиковый шпат

55-60

45-40

Алюминий

75-80

25-20

3.1 Десульфурации стали марки 01ЮТ на установке ковш-печь

Проведем расчет извести, необходимой для достижения марочного содержания серы в стали.

Процесс десульфурации можно представить уравнением реакции:

[S] + (CaO) = (CaS) + [O]. (12)

При экспериментальном изучении распределения серы между жидким металлом и шлаками системы СaO - MgO - Al2O3 - SiO2 для коэффициента распределения серы получим эмпирическое уравнение:

. (4)

Эффективность процесса десульфурации оценивается степенью десульфурации:

. (5)

Соотношение между LS зS имеет вид:

, (6)

где лS - кратность шлака, равная .

3.1.1 Расчет расхода извести на десульфурацию стали

В расчете используются данные паспорта плавки № 373402, полученного в результате производственной практики на ОАО «Северсталь».

Исходные данные:

зчугуна = 80 %;

злома = 20 %.

Температура чугуна 1401 0С, полупродукта 1655 0С.

Изменение состава металла при выплавке стали.

Углерод

[C]п/п = 0,0565 %.

Марганец

lgKMn= 0,390; KMn= 2,456;

В = 2,935 - основность шлака.

(Fe)общ = 16,364 %; Si = 0,14; lg(FeO/MnO) = 0,158;

FeO/MnO =1,440

Таким образом, [Mn]п/п = 0,063 %

Фосфор

Принимаем (CaO)шл = 45,2 %.

Тогда lg Lp =2,643; Lp = 174,998;

[Р]п/п = 0,003 %

Сера

[S]п/п = 0,016 %

Таблица 20 - Изменение состава металла при выплавке

Содержание примесей, %

C

Si

Mn

P

S

Состав чугуна

4,88

0,71

0,223

0,056

0,018

Состав лома

0,12

0,26

0,42

0,03

0,03

Средний состав шихты

3,785

0,6065

0,268

0,05

0,022

Состав стали перед выпуском

0,004

0,000

0,0096

0,004

0,012

Окислилось примесей

3,781

0,606

0,258

0,046

0,0023

Рассчитаем количество шлака, необходимого для процесса десульфурации стали.

Коэффициент распределения серы в металле составит

,

где 0,18 % - содержание серы в шлаке;

0,007 % - содержание серы на выпуске в стали из конвертера.

Согласно формуле (5) рассчитаем степень десульфурации

.

Рассчитаем кратность шлака по формуле (6)

;

;

Зная значения LS и можно рассчитать количество извести, необходимой для десульфурации. Условно задаемся, что в ковш попадает 2 кг/т конвертерного шлака. Состав шлака приведен в таблице 21.

Таблица 21 - Состав конвертерного шлака

CaO

Al2O3

SiO2

MgO

42,2

3

12

11,3

Из футеровки ковша состава SiO2 = 65 % и Al2O3 = 35 % переходит в процессе обработки 2 кг/т материала в рафинировочный шлак. Расчет количества оксидов, переходящих в рафинировочный шлак в результате процесса раскисления металла ведем исходя из следующих условий проведения процесса: раскисление марганцем проводим исходя из условий получения в стали 0,127 % Mn, угар Mn принимаем равным 15 %; алюминия 0,028 %, угар алюминия задаем 75 %. Результаты расчетов представлены в таблице 22.

Таблица 22 - Количество оксидов, образующихся при раскислении (расчет на 1 т стали)

Элемент

Концентрация в стали, %

Вводится в металл с учетом угара, %

Угар элемента, %

Образуется оксидов, %

Марганец

0,127

0,687

0,560

0,722

Алюминий

0,028

2,192

2,164

3,895

Итого

4,617

Изменение состава рафинировочного шлака к концу обработки представлено в таблице 23.

Таблица 23 - Состав рафинировочного шлака

Материал

Кол-во, кг

Количество оксидов, кг

CaO

Al2O3

SiO2

MgO

MnO

Известь

14,00

13,30

-

0,21

0,42

-

Оксиды

4,6

-

3,895

-

0,722

Конвертерный шлак

2,0

0,844

0,06

0,240

0,226

0,06

Футеровка

2,0

-

0,7

1,3

-

-

Итого

22,8

14,144

4,655

1,75

0,646

0,782

Состав конечного рафинировочного шлака, %

100

62,00

20,42

7,67

2,83

3,43

3.1.2 Расчет потерь температуры стали при десульфурации

Расчет потерь температуры стали при вводе извести в количестве 14 кг/т стали.

- Количество СО2, получаемого при разложении недопала, принимая потери при прокаливании равными 5%

кг;

- Количество разлагаемого известняка при этом составит:

кг;

Температура разложения известняка равна 910 °С.

- затраты тепла на нагрев 14 кг извести до температуры разложения известняка:

(7)

где Мизв. - масса извести, кг/т стали;

1,246 - теплоемкость извести, кДж/(°С•кг);

Траз - температура разложения известняка, °С.

;

- затраты тепла на разложение известняка:

(8)

где 1776,6 - теплота разложения известняка, °С.

;

- затраты тепла на расплавление смеси и нагрев ее до температуры стали:

(9)

где - масса смеси после разложения известняка, кг

Тст - температура стали на выпуске, °С.

;

- затраты тепла на нагрев СО2 до температуры стали:

(10)

где 2,4 - удельная теплоемкость СО2, кДж/(°С•м3).

кДж;

- снижение температуры стали после ввода извести:

(11)

где 0,835 - удельная теплоемкость стали, кДж/(м3•К);

m - расчетная масса стали, 1т.

°С.

3.1.3 Расчет электроэнергии на нагрев стали

Мст = 338 т.

Определим количество тепла, необходимого для нагрева 1 т стали на 1 °С.

, (12)

где Ср - теплоемкость стали, МДж/т;

?Т - изменение температуры, °С;

mcт - масса стали, т.

МДж/(т • °С).

Количество тепла, необходимое для нагрева Мст на 1 °С составит

, (13)

где Ср - теплоемкость стали, МДж/(т • °С);

?Т - изменение температуры, °С;

Мст - масса стали, т.

МДж/(т • °С).

С учетом электрического и теплового к.п.д., т.е. суммарных потерь, количество тепла на нагрев 1 т стали на 1 °С составит

, (14)

где - суммарные потери, .

МДж/(°С•т).

На нагрев Мст = 338 т на 1 °С потребуется количество тепла:

МДж/°С.

При переводе тепловой энергии (МДж) в электрическую (кВт•ч) принимаем соотношение: 1 кВт•ч = 3,6 МДж; тогда при нагреве 338 т стали на 1 °С потребуется электроэнергии:

кВт•ч/°С.

Удельный расход энергии на 1 т стали на 1 °С составит

кВт•ч/(т • °С).

В результате количество электроэнергии, необходимой для нагрева 1 т стали на заданную величину ?Т = Ткон - Тнач:

?Т = 35,58 °С.

, (15)

где - удельный расход электроэнергии на 1 т стали.

кВт•ч/т.

Из приведенных расчетов можно сделать вывод, что для десульфурации стали марки 01ЮТ на установке ковш-печь необходим расход извести в размере 14 кг/т, что приведет к снижению температуры на 35, 58 °С и увеличению расхода электроэнергии на 20 кВт•ч/т.

3.2 Расчет энергоемкости производства стали 01ЮТ

Согласно технологической схеме производства ККЦ ОАО «Северсталь» для выплавки сталей с низким и сверхнизким содержанием серы используют чугун, обработанный на УДЧ. Таким образом, целесообразно оценить энергоемкость производства стали с использованием десульфурированного чугуна.

3.2.1 Расчет энергоемкости процесса десульфурации чугуна

Десульфурацию чугуна на заводе проводят известью с гранулированным магнием в струе осушенного азота. Энергоемкость процессов производства десульфураторов представлена в таблицах26,27.

Таблица 24 - Расход материалов на УДЧ

Материал

Расход, ед./т

Известь, кг

1,54

Магний, кг

0,5667

Азот, м3

0,0067

Расчет энергоемкости производства извести.

Технологические параметры процесса обжига известняка представлены в таблице 25.

Таблица 25 - Параметры процесса обжига известняка

Наименование параметра

Расход, ед./т

Расход известняка на тонну извести, т/т

1,8

Расход эл. энергии на добычу известняка, кВт•ч/т

18

Расход эл. энергии на обжиг известняка, кВт•ч/т

45

Расход природного газа на обжиг, м3/т

120

Расход воздуха на охлаждение извести, м3/т

1000

Таблица 26 - Результаты расчета энергоемкости извести

Материал, ед.

Энергетический эквивалент, ГДж/ед

Расход материалов, ед/т

Энергоемкость, ГДж/т

Природный газ, 1000 м3

37,34

0,120

4,48

Воздух, 1000 м3

1,2

1,0

1,2

Расход известняка, т

0,072

1,8

0,1296

Электроэнергия (обжиг), 1000 кВтч

11,92

0,045

0,54

Итого

6,35 ГДж/т

Энергоемкость производства магния.

Энергоемкость процесса десульфурации передельного чугуна.

Таблица 27 - Результаты расчета энергоемкости процесса десульфурации чугуна

Материал

Энергетический эквивалент, ГДж/ед.

Расход материала, ед./т

Энергоемкость, ГДж/т

Чугун, т

25,60

1,009

25,83

Известь, т

6,35

0,0014

0,0089

Магний, т

186,57

0,00032

0,059

Азот, 1000 нм3

5,8

0,0674

0,390

Электроэнергия, 1000 кВтч

11,25

0,0809

0,001

Итого

26,288 ГДж/т

Согласно принятой методике расчета энергоемкости с помощью энергетических эквивалентов был выполнен расчет энергоемкости производства стали 01ЮТ.

Энергоемкость стали 01ЮТ с использованием десульфурированного чугуна приведена в таблице 28.

Таблица 28 - Результаты расчета энергоемкости производства стали с УДЧ

Материал, ед.

Расход, ед./плавку

Расход, ед./т

Эквивалент, ГДж/ед.

Энергоемкость, ГДж/т

Энергоемкость, %

1

2

3

4

5

6

Чугун, т

295

0,843

26,288

22,164

80,944

Лом, т

80,5

0,230

2,0

0,460

1,679

Кокс, т

0,177

0,0005

40,25

0,010

0,037

Известь, т

19,801

0,057

5,72

0,326

1,191

Доломит, т

1,950

0,006

0,62

0,0037

0,014

ФОМ, т

2,994

0,009

14,41

0,129

0,471

Кислород, тыс. м3

20,624

0,059

6,39

0,377

1,376

Таблица

1

2

3

4

5

6

Al, т

0,836

0,002

230

0,460

1,679

Ar, м3

27,302

0,078

35,58

2,775

10,134

Эл. энергия, кВтч

0,0410

11,25

0,461

1,684

Огнеупоры

0,004

16,5

0,066

0,241

Mn95, т

0,277

0,0008

55

0,0435

0,159

FeTi70, т

0,313

0,0009

119,33

0,107

0,391

Итого

27,382

100

Прямые энергозатраты = 23,769 ГДж/т

Косвенные энергозатраты = 3,613 ГДж/т

Таблица 29 - Результаты расчета энергоемкости производства стали 01ЮТ без УДЧ

Материал, ед.

Расход, ед./плавку

Расход, ед./т

Эквивалент, ГДж/ед.

Энергоемкость, ГДж/т

Энергоемкость, %

1

2

3

4

5

6

Чугун, т

295

0,843

25,6

21,580

72,718

Лом, т

80,5

0,230

2,0

0,460

1,550

Кокс, т

0,177

0,0005

40,25

0,010

0,034

Известь, т

19,801

0,057

5,72

0,326

1,098

Доломит, т

1,950

0,006

0,62

0,0037

0,0125

ФОМ, т

2,994

0,009

14,41

0,129

0,435

Кислород, тыс. м3

20,624

0,059

6,39

0,377

1,270

Al, т

0,993

0,0028

230

0,653

2,204

Ar, м3

44,159

0,126

35,58

4,489

15,126

Эл. энергия,кВтч

0,117

11,25

1,316

3,813

Огнеупоры

0,004

16,5

0,066

0,224

Mn95, т

0,277

0,0008

55

0,0435

0,147

FeTi70, т

0,313

0,0009

119,33

0,107

0,361

CaF2, т

0,525

0,00155

7,00

0,0109

0,0367

Известь, т

6,247

0,0185

5,72

0,1057

0,356

Итого

29,676

100

Прямые энергозатраты = 23,378 ГДж/т

Косвенные энергозатраты = 6,298 ГДж/т

Согласно проведенным расчетам энергоемкость производства стали с использованием десульфурированного чугуна оказалась ниже (27,382 ГДж/т) по сравнению с традиционной технологией (29,676 ГДж/т), что объясняется дополнительным расходом материалов и энергии на внепечную обработку стали. Это говорит о целесообразности применения технологии внедоменной десульфурации чугуна.

3.3 Расчет приведенных выбросов

В настоящее время для условий черной металлургии РФ можно ориентировочно принять, что ущербоемкость потребляемой энергии на 1 т проката по прямым, косвенным отраслевым и общенациональным затратам соответственно составляет, %: 51; 14; 35. Таким образом, ущербоемкость от прямых энергозатрат составляет чуть более половины общей ущербоемкости, связанной с потреблением энергии.

При этом следует принимать во внимание, что увеличение использования электроэнергии приводит к дополнительному загрязнению природной среды. Так, если принять, что для выработки 1 кВт·ч электроэнергии расходуется 0,350 кг у.т., приведенная масса выбросов, образовавшихся в электроэнергетике, будет примерно равна, кг/т у.т.:

МЭ = 525·ТУЭ, (16)

где ТУЭ - расход первичного условного топлива на выработку электроэнергии, т у.т.

Таблица 30 - Приведенные выбросы, образовавшиеся в электроэнергетике

Энергоемкость стали,

ГДж/т

Расход эл. энергии, кВт•ч

Расход у. т.,

кг

Приведенные выбросы, кг/т у.т.

27,382

8553,61

2993,76

1522,50

29,676

8020,83

2807,29

982,55

4. Безопасность жизнедеятельности

4.1 Объемно-планировочные решения зданий и сооружений цеха

ОАО «Северсталь» в соответствии с требованиями СанПиН 2.2.1/2.1.1.1200 03 относится к первому классу предприятий с размером санитарно-защитной зоны 1000 метров. Комбинат расположен с подветренной стороны по отношению к жилой зоне на расстоянии 200 м, что является нарушением санитарных норм и правил [22].

Размещение производственных и вспомогательных зданий и транспортных путей спланировано с учетом санитарно-профилактических требований. Промежутки между производственными и вспомогательными цехами на территории превышают высоту самого высокого здания, что обеспечивает естественное освещение, проветривание и противопожарную безопасность. Цехи с вредными выделениями расположены с подветренной стороны по отношению к другим зданиям. Склады материалов, пылящих и выделяющих в атмосферу вредные вещества, расположены на расстояниях более 50 метров от остальных строений.

Здания бытовых строений расположены на расстоянии 400-800 м от проходных. Приблизительно 20 % территории предприятия озеленено [22].

Кислородно-конвертерный цех ОАО «Северсталь» расположен на расстоянии 3 км от жилого массива с подветренной стороны. Господствующее направление ветров направлено от жилого массива. Конвертерное отделение находится с подветренной стороны по отношению к участкам, не являющимся источниками вредных выбросов в окружающую среду, а также по отношению к административно-бытовым зданиям [22].

Конвертерное производство состоит из участка десульфурации чугуна, загрузочного пролета, цеха выплавки, пролета ремонта стальковшей (между этими двумя пролетами располагается отделение внепечной обработки) и цеха разливки.

По ширине цех выплавки разделён на три продольных участка: участок конвертеров, участок газоотводящего тракта, участок сыпучих материалов. Ширина цеха выплавки конвертерного производства равна 30 м, высота 55 м, длина 150 м [22]. На одного рабочего приходится около 30 м2 площади и около 1650 м3 объёма здания, что удовлетворяет требованиям санитарных норм (на одного рабочего по правилам должно приходится 4,5 м? площади и 15 м? объёма).

При проведении технологического процесса в кислородно-конвертерном цехе на всех стадиях обработки полупродукта наблюдается наличие опасных и вредных факторов. Для обеспечения безопасных условий труда необходим анализ опасных и вредных производственных факторов и разработка защитных устройств.

4.2 Анализ потенциально опасных и вредных факторов

В соответствии с классификацией ГОСТ 12.0.003-74 ССБТ проведён анализ потенциально опасных и вредных производственных факторов. Результаты представлены в таблице 31.

Таблица 31 - Потенциально опасные и вредные производственные факторы

Выполняемая операция

Агрегат, оборудование

Опасные и вредные факторы ( ГОСТ 12.0.003-74 ССБТ) и их количественные характеристики

Нормируемое значение

1

2

3

4

Подготовка шихты к плавке

Грохот

Движущиеся машины и механизмы. Повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны CО - 22 мг/м3.

Пыль (Fe3O4) - 10 мг/м3

20 мг/м3

6 мг/м?

1

2

3

4

Заливка чугуна

Заливочный кран, чугуновозный ковш

Незащищённые подвижные элементы производственного оборудования.

Повышенная запылённость воздуха рабочей зоны:

пыль (Fe3O4) = 10 мг/м?. Опасный уровень напряжения в электрической цепи, замыкание которой может произойти через тело человека (f= 50 Гц, U = 380 В).

6 мг/м3

Выплавка и выпуск стали

Кислородный конвертер

Повышенная температура поверхности оборудования (80 °С).

Повышенная температура воздуха рабочей зоны (38 °С).

Повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны:

СО - 30 мг/м3, пыль - (Fe3O4, CaO) - 14 мг/м3;

Повышенный уровень шума на рабочем месте (110 дБА)

Повышенный уровень теплового излучения 30,71 кВт/м2

45 °С кат. работ IIа

17-23 °C

20 мг/м3

6 мг/м3

80дБА

140 Вт/м2

Внепечная обработка стали

Сталеразливочный ковш, УПК

Движущиеся машины и механизмы.

Повышенная температура поверхности оборудования, материалов (50-60 °С):

Повышенная температура воздуха рабочей зоны (38 °C).

Повышенная запылённость воздуха рабочей зоны:

пыль (СаО) = 10мг/м?

Повышенный уровень теплового излучения 1,81 кВт/м2

45 °С

кат. работ IIа

17-23 °C

6 мг/м?

4.3 Санитарно-гигиеническая характеристика помещения

4.3.1 Освещение

В ККЦ ОАО «Северсталь» применяется как искусственное, так и естественное освещение, что способствует созданию нормальных условий труда. Выполняемые работы относятся к VII разряду зрительных работ [23].

Нормы освещённости в цехе в зависимости от разряда зрительных работ приведены в таблице 32.

Таблица 32 - Нормы освещённости в цехе

Наименование пролёта

Разряд зрительных работ

Общая освещённость, лк

Конвертерный

VII

200

Разливочный

VII

200

Естественное освещение осуществляется через световые проёмы в стенах. Искусственное освещение необходимо для проведения работ в тёмное время суток и в местах без достаточного освещения. Для создания необходимого уровня освещённости в цехе применяются светильники типа ДРЛ (дуговые ртутные лампы). Уровень освещённости должен быть равен 200 лк. Необходимое количество светильников рассчитывается по формуле

Nсв = Ен·S·k·z/(Фл·n·h), (17)

где Ен - уровень освещённости, лк;

S - площадь освещаемого помещения, м?;

k - коэффициент запаса ;

z - коэффициент минимальной освещённости;

Фл - световой поток одной лампы, лк;

n - количество ламп в светильнике;

h - коэффициент использования осветительной установки.

Nсв = 200·4500·1,8·1,2/(38500·1·0,8); Nсв = 64.

Итак, чтобы обеспечить необходимый уровень освещённости рабочей зоны, в цехе нужно установить 64 светильника типа ДРЛ-700. Потребляемая мощность светильников составит 44,1 кВт.

4.3.2 Микроклимат производственного помещения

Исходя из категорий выполняемых в цехе работ в соответствии с требованиями санитарных норм и ГОСТ 12.1.005-88 ССБТ [23], в таблице приведены параметры воздушной среды для рабочей зоны. Выполняемые работы относятся к категории IIа.

Для обеспечения необходимых параметров в цехе используются системы вентиляции и отопления. Необходимость отопления производственных помещений обосновывается расчётом теплового баланса в них. При расчёте теплового баланса учитывается выделение теплоты в конвертерном отделении от конвертеров, расплавленного и нагретого металла. Расчёт тепловых выделений в единицу времени производится по формуле

Таблица 33 - Значения параметров воздушной среды в рабочей зоне производственных помещений конвертерного отделения

Категория работ по тяжести

Период года

Температура воздуха вне постоянных рабочих мест, °С

Температура воздуха, °С

Относительная влажность, %

Скорость движения воздуха, м/с

Теплый период

IIа

18-27

< 65 % при 26 °С

0,3

21-23

Холодный период

IIа

17-23

< 75 %

0,2

12-19

Qобщ = Q1 + Q2, (18)

где Qобщ - общее тепловыделение, Вт;

Q1 - тепловыделение от открытых поверхностей конвертеров, Вт;

Q2 - тепловыделение от расплавленного и нагретого металла, Вт.

Тепловыделение от открытых поверхностей конвертеров рассчитывается по формуле

Q1= n•(Qк + Qиз), (19)

где n - количество конвертеров;

Qк - теплоотдача с поверхности конвекцией, Вт;

Qиз - теплоотдача с поверхности излучением, Вт.

Теплоотдача с поверхности конвекцией определяется по формуле

Qк= бк•(Tи - Tв)•F, (20)

где aк - коэффициент теплоотдачи, Вт/(м2·с);

Ти - температура поверхности источника тепловыделений, °С;

Тв - температура окружающего воздуха, °С;

F - площадь теплоотдающей поверхности, м2.

Коэффициент теплоотдачи рассчитывается по формуле

бк = 2,5•(Ти - Тв)1/4, (21)

где aк - коэффициент теплоотдачи, Вт/(м2·с);

Ти - температура поверхности источника тепловыделений, °С;

Тв - температура окружающего воздуха, °С.

aк = 2,5·(90 - 24)1/4; aк = 7,13 Вт/(м2·с);

Qк = 7,13·(90 - 24)·534,1; Qк = 25184 Вт

Теплоотдача с поверхности излучением рассчитывается по формуле

Qиз= eпр•Cо•[(Ти/100)4 - (Тв/100)4]•F, (22)

где епр - приведённая степень черноты;

Со - коэффициент излучения абсолютно чёрного тела, Вт/(м2·Т4).

Qиз = 0,75·5,675·[(363/100)4 - (297/100)4]·534,1; Qиз = 474816 Вт.

Согласно формуле (12)

Q1 = 3·(474816 + 25184); Q1 = 1500000 Вт.

Количество теплоты Q2, выделяемое от нагретого и расплавленного металла в процессе его транспортировки и разливки, определяется как сумма тепловых выделений:

1) при нагреве жидкого металла

Qнаг= m•Cж•(Тме - Ткр), (23)

где m - производительность цеха, кг/с;

Сж - теплоёмкость жидкого металла, Дж/(кг·°С);

Ткр - температура кристаллизации, °С.

Qнаг = 215,6·750·(1650 - 1500); Qнаг = 79910 Вт;

2) при кристаллизации

Qкр= m•q, (24)

где q - теплота кристаллизации, Дж/кг.

Qкр = 215,6·260; Qкр = 19120 Вт;

3) в процессе охлаждения

Qохл = m•Cтв•(Ткр - Тохл), (25)

где Ств - теплоёмкость твёрдого металла, Дж/(кг·°С);

Тохл - температура металла после разливки, °С.

Qохл = 215,6·480·(1500 - 850); Qохл = 970 Вт.

Тепловыделения с поверхности расплавленного металла определим как сумму тепловых выделений при нагреве металла, его кристаллизации и охлаждении

Q2 = 79910 + 19120 + 970; Q2 = 100000 Вт.

Наряду с поступлением в цех теплоты одновременно происходит и её потеря через наружные ограждения цеха, определение которой производится по формуле

Qp = 70•Fбс,

где Fбс - площадь боковых стен в пределах рабочей зоны, м2.

Площадь боковых стен равняется произведению их длины на высоту

Fбс = 30·55;

Fбс = 1285,7 м2

Теперь по формуле (12) определим величину Qр

Qр = 70·1285,7;

Qр = 90000 Вт.

Разность между общей величиной тепловыделений и величиной теплопотерь характеризует величину избыточной теплоты Qизб, воздействующую на изменение температуры воздуха в производственном помещении

Qизб = (5003 + 100) - 90; Qизб = 1510 кВт.

Можно сделать вывод о наличии в цехе избыточной теплоты, в связи с чем системы отопления в цехе не предусматриваются. В производственных помещениях предусматривается система отопления для поддержания в холодный период температуры воздуха в соответствии с нормами ГОСТ 12.1.005-88 ССБТ. Отопление компенсирует потери тепла на нагрев воздуха, поступающего в помещения, и создает равномерную температуру в рабочем пространстве.

В цехе предусматривается естественная и механическая вентиляция. Естественная вентиляция в горячих цехах устраивается для общего воздухообмена, изменяющего состояние воздушной среды во всем помещении. Аэрация по сравнению с механической вентиляцией дает экономию энергии и капитальных затрат. Механическая вентиляция в горячих цехах позволяет изменить качество воздушной среды, где общеобменная вентиляция обычно не создает необходимых условий.

Естественная вентиляция (аэрация) выполняется в виде приточных и вытяжных аэрационных проемов, аэрационных фонарей. Аэрация предусматривается на участках, где нет вредных выделений. В противном случае необходимо предусматривать механическую вентиляцию, которая может быть как приточной (воздушные души и оазисы), так и вытяжной (зонты, бортовые и кольцевые отсосы, укрытия, вытяжные шкафы). В конвертерном цехе может быть использована естественная вентиляция, т.к. кислородные конвертера снабжены «юбками», с помощью которых улавливается до 95 % выбросов вредных веществ, таким образом концентрация вредных веществ возле конвертерного цеха не превышает нормативной характеристики 0,3 ПДС.

Расчет аэрации производственного помещения.

Исходные данные:

длина помещения А=150 м;

ширина помещения В=30 м;

количество тепловыделяющего оборудования n=3;

размеры тепловыделяющего оборудования:

• диаметр d=10 м;

• высота с=12 м;

тепловыделения от каждого из источников Qi=500 кВт;

теплопоступления от других источников Qд=100 кВт;

тепловые потери через ограждающие конструкции Qп=90 кВт;

температура наружного воздуха tн=21 С;

параметры приточных проемов:

• отметка центра проемов h1=1,5 м;

• тип L1=2;

• угол открытия створок 1=60;

параметры вытяжных проемов:

• отметка центра проема h2=40 м;

• тип L2=3;

• угол открытия створок 2=60;

разность температур воздуха рабочей зоны и приточного воздуха tр.з.=3 С.

Решение.

1) Температуру воздуха рабочей зоны tр.з. определяем по формуле

tр.з. = tн + ?tр.з (27)

tр.з.= 21 + 3 = 24 С.

2) Конвективные тепловыделения от каждого из источников определим по формуле

Qк = 0,5•Qi ;

Qк = 500•0,5 = 250 кВт.

Расстояние от полюса тепловой струи до середины вытяжных проемов zp рассчитываем по формуле

zp = zb + zn, (29)

где zb - расстояние от верха источника теплоты до отметки h2, м;

zn - расстояние от полюса струи до верха источника теплоты, м.

Расстояние от полюса струи до верха источника теплоты определим, как произведение диаметра источника теплоты d на коэффициент полюсного расстояния Kпр, определяемый по формуле

(30)

где Fпола - площадь помещения, м2;

fi - проекция верхних граней каждого источника, м2.

(31)

Kпр = 4,3.

Определим величину zn :

zn = d•Кпр, (32)

zn=4,310 = 42,8 м.

Расстояние от верха источника теплоты до отметки h2 (zb) будет равно 40-12 = 28 м.

По формуле определим величину zp

zp= 28 + 42,8 = 70,77 м

Найдем избыточную температуру воздуха на высоте zp в струе конвективной теплоты от каждого из источников tc по формуле

(33)

; tc= 0,023 С.

Избыточная температура уходящего воздуха tу будет равна

tу = tр.з. + tc; (34)

tу= 3 + 0,023 = 3,023 С.

Температуру уходящего воздуха определяем по формуле

tу = tн + ty (35)

tу = 21 + 3,023 = 24,023 С.

3) Определяем среднюю температуру воздуха по высоте помещения tв по формуле

tв= 0,5(tр.з. + ty)

tв= 0,5(24 + 24,023) = 24,0115 С

Соответствующие температурам tn, tb и ty плотности воздуха будут равны

n=1,20070 г/м3; b=1,18850 г/м3; y=1,18846 г/м3

4) Перепад давлений между приточными и вытяжными проемами p найдем по формуле

p = g(н - b)(h2 - h1),

где g - ускорение свободного падения, м/с.

p = 9,81(1,20070 - 1,18850)(40 - 1,5); p =4,6078 Па.

5) Избыток теплоты Qизб, определенный в п. 3.2, равен 1510 кВт.

Найдем массовый расход воздуха Gn, необходимый для ассимиляции Qизб по формуле

где Ср - теплоемкость воздуха, Дж/(мольК).

; Gn=416,25 кг.

6) По зависимости коэффициентов приточных n и вытяжных b проемов от угла раскрытия створок 1 и 2 определяем, что n=0,560 и b=0,495.

7) Определим перепад давлений от полюса струи до верха источника теплоты рn и перепад давлений от верха источника теплоты до отметки h2 (pb) по формулам

рn =0,3•р

pb = 0,7•р

рn = 0,34,6078 =1,38234 Па;

pb = 0,74,6078 = 3,22546 Па.

8) Определим площади приточных Fn и вытяжных Fb проемов по формулам

(41)

(42)

Fn = 407,97 м2; Fb = 303,7 м2.

9) При устойчивой работе вытяжки отношение произведения Fnn к произведению Fbb должно находиться в пределах от 1,2 до 1,3. В нашем случае оно составляет 1,52. Уменьшим угол раскрытия приточных створок 1 до 48. При этом n уменьшится до 0,46 и отношение произведения Fnn к произведению Fbb станет равно 1,25.

Вывод. При таком соотношении произведения Fnn к произведению Fbb обеспечена устойчивость работы аэрации и предотвращено «опрокидывание вытяжки».

4.3.3 Разработка мер по обеспечению безопасных условий труда

Предлагаются следующие технические меры защиты от выявленных опасных и вредных производственных факторов. Для защиты от подвижных элементов производственного оборудования и передвигающихся материалов (перемещение стальковша, ввод и подъем кислородной фурмы, колебания кристаллизатора, перемещение заготовки в зоне охлаждения) необходимо применять защитное ограждение, которое изготовляется из стальных прутков диаметром 100 мм и высотой 2 м. Ограждающие устройства препятствуют проникновению человека в опасную зону при наступлении опасного момента. При проведении работ в цехе должна применятся звуковая сигнализация, причем сигналы должны быть четкими и хорошо слышными [24].

В местах, где имеет место повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны, предусмотрена система механической вентиляции для удаления избыточной пыли и газа. Для этого применяется местная вытяжная вентиляция в виде вытяжных зонтов. Вытяжные зонты применяются для улавливания потоков выделяющихся вредных веществ, плотность которых меньше плотности окружающего воздуха. Зонт изготовляется из стального листа, толщиной 2 мм, шириной 3,4 м, длиной - 5,5 м. Мощность двигателя составит 2,7 кВт. Также достаточно эффективным методом является автоматизация и дистанционное управление вредными технологическими процессами. Как средства индивидуальной защиты используются: спецодежда (комбинезоны, халаты, фартуки), каски, шлемы, противогазы и респираторы.

Для улавливания организованных выбросов при продувке ванны металла кислородом предусмотрена «юбка» конвертера, из которой отходящие газы поступают в котел-охладитель, после чего дожигаются на свече.

Для защиты рабочих мест от повышенного уровня шума, когда источники шума невозможно изолировать ввиду их размера, применяются звукоизолирующие кабины внутренние поверхности которых облицовываются звукопоглощающими материалами. Эффективна также защита от шума расстоянием - шумные цехи по возможности концентрируются в одном-двух местах и располагаются на достаточном удалении от остальных. Как средства индивидуальной защиты могут быть использованы: беруши, наушники, шлемы [22].

Для защиты от опасного уровня напряжения в электрической цепи, при замыкании которой ток может пройти через тело человека, предусмотрено защитное заземление.

Защитное заземление - преднамеренное электрическое соединение с землей или ее эквивалентом металлических нетоковедущих частей, которые могут оказаться под напряжением. В виде заземлителя используются металлические стержни длиной 3 м, сопротивлением 0,5 Ом. Также предусмотрено защитное автоматическое отключение электроустановки при возникновении в ней опасности поражения электрическим током. Кроме того токоведущие провода изолированы и расположены в соответствии с правилами техники безопасности.

Страница:


Подобные документы

  • Сравнение двух технологий производства стали 20ГЛ в индукционной тигельной и дуговой сталеплавильной печах

    Сравнение двух технологий получения стали 20ГЛ с низким содержанием серы и фосфора в индукционной тигельной и дуговой сталеплавильной печах. Расчет расхода шихты, ферросплавов и материального баланса для технологий. Рафинирование стали второй технологии.

    дипломная работа [2,3 M], добавлен 07.01.2021

  • Металлургические печи

    Производство чугуна и стали. Конверторные и мартеновские способы получения стали, сущность доменной плавки. Получение стали в электрических печах. Технико-экономические показатели и сравнительная характеристика современных способов получения стали.

    реферат [2,7 M], добавлен 22.02.2009

  • Разработка технологии выплавки, внепечной обработки и разливки заданной марки стали

    Характеристика заданной марки стали и выбор сталеплавильного агрегата. Выплавка стали в кислородном конвертере. Материальный и тепловой баланс конвертерной операции. Внепечная обработка стали. Расчет раскисления и дегазации стали при вакуумной обработке.

    учебное пособие [536,2 K], добавлен 01.11.2012

  • Производство стали

    Особенности технологии выплавки стали. Разработка способов получения стали из чугуна. Кислородно-конвертерный процесс выплавки стали. Технологические операции кислородно-конверторной плавки. Производство стали в мартеновских и электрических печах.

    лекция [605,2 K], добавлен 06.12.2008

  • Разработать технологическую схему производства стали марки 35Г2 и определить основные техникоэкономические показатели производства

    Разработкаь технологической схемы производства стали марки 35Г2. Характеристика марки стали 35Г2. Анализ состава чугуна, внедоменная обработка чугуна. Определение максимально воможной доли лома. Продувка. Внепечная обработка. Разливка.

    курсовая работа [21,7 K], добавлен 28.02.2007

  • Перспективные методы производства стали

    Классификация и маркировка стали. Характеристика способов производства стали. Основы технологии выплавки стали в мартеновских, дуговых и индукционных печах. Универсальный агрегат "Conarc". Отечественные агрегаты ковш-печь для внепечной обработки стали.

    курсовая работа [2,1 M], добавлен 11.08.2012

  • Сравнительная характеристика чугуна и стали

    Сравнительная характеристика физико-химических, механических и специфических свойств продуктов черной металлургии - чугуна и стали. Виды чугуна, их классификация по структуре и маркировка. Производство стали из чугуна, ее виды, структура и свойства.

    реферат [36,1 K], добавлен 16.02.2011

  • Сравнительная характеристика свойств чугуна, стали и пластмассы

    Характеристика, цели и особенности производства, классификация материалов: чугуна, стали и пластмассы. Сравнительный анализ их физико-химических, механических и специфических свойств; маркировка по российским и международным стандартам; применение в н/х.

    курсовая работа [3,3 M], добавлен 04.01.2012

  • Десульфурация чугуна

    Затратность процесса получения в доменной печи чистых по сере чугунов и разработка методов внедоменной десульфурации чугуна. Снижение затрат в сталеплавильном цехе в результате изменений технологии организации внепечной обработки стали магнием и содой.

    реферат [19,6 K], добавлен 06.09.2010

  • Технико-экономическая характеристика отдельных способов производства стали

    Основные способы производства стали. Конвертерный способ. Мартеновский способ. Электросталеплавильный способ. Разливка стали. Пути повышения качества стали. Обработка жидкого металла вне сталеплавильного агрегата. Производство стали в вакуумных печах.

    курсовая работа [1,5 M], добавлен 02.01.2005

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.

© 2000 — 2023, ООО «Олбест» Все права защищены